一种碳酸盐型金矿石的碱酸互换浮选提金工艺

1.本发明属于矿物浮选领域，尤其涉及一种碳酸盐型金矿石的碱酸互换浮选提金工艺，用于从碳酸盐型低品位复杂难处理的金矿石中浮选提金。


背景技术：

2.我国云南、贵州、山东、甘肃等地都有着大量的低品位难处理金矿，这类金矿中的金被黄铁矿、毒砂等硫化物及石英等脉石矿物包裹，而金矿物本身嵌布粒度极细，属显微金和次显微金，给选冶带来很大困难，导致实际选矿效果不理想，金精矿品位和回收率较低，给企业和社会带来很大损失。《黄金》2009年30卷p40-42，梁泽来等对“某含砷碲及有机碳难处理金矿石浮选工艺改造生产实践”中讲到在原来“一段粗选、二段扫选、二段精选”的基础上改为“二段粗选、二段扫选、三段精选”比原来的方案虽然提高了回收率，降低了丁基黄药、石灰和2#油的用量，但是增加了起泡剂和抑制剂的用量，工艺过程复杂不易控制，经济性不高。
3.碳酸盐型金矿石中含有大量的方解石、铁白云石、白云石等碳酸盐型脉石矿物，金粒细微且密集嵌布于以脉石矿物为主的载金矿物中，属于难处理金矿。碳酸盐型原矿石通常采用传统碱性浮选工艺提金。在弱碱性条件下，由于原矿石中含有的大量方解石、白云石、石英等脉石矿物粗选阶段被矿浆中al
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活化，造成浮选过程中脉石矿物难以抑制、金精矿品位难于提高的后果。因此有必要开发一种新的工艺，提高精矿品位和回收率，降低尾矿损失从而提高企业效益。


技术实现要素：

4.针对现有技术中碳酸盐型金矿石浮选效果不理想、浮选过程中脉石矿物难以抑制、金精矿品位低等问题，本发明提供一种碳酸盐型难处理金矿石的浮选新工艺。
5.本发明中的碱酸互换浮选提金工艺包括以下步骤：
6.a、磨矿：将碳酸盐型金矿石破碎并磨矿，获得金矿石粉；优选的，磨矿获得的金矿石粉中-200目的部分占80％以上。
7.b、调浆：将金矿石粉置于浮选槽中调浆；优选的，调浆获得的矿浆质量浓度为20％-25％。
8.c、活化：在步骤b获得的矿浆中依次加入碳酸钠调浆、活化剂硫酸铜搅拌活化；按照与调浆前金矿石粉的质量比，碳酸钠的添加量为2300～2600g/t，硫酸铜的添加量为230～260g/t，搅拌活化的时间为2～5分钟。
9.d、粗选：在步骤c获得的搅拌活化后的矿浆中依次加入捕收剂异戊基黄药、丁铵黑药、2#油，搅拌均匀进行粗选，获得粗金精矿和粗选尾矿；按照与调浆前金矿石粉的质量比，异戊基黄药添加量为75～85g/t，丁铵黑药添加量为25～35g/t，2#油添加量为33～40g/t，粗选时间为2～5分钟。
10.e、扫选：将粗选尾矿进行至少一次扫选，获得扫选中矿和扫选尾矿；优选的，扫选
所用的捕收剂为异戊基黄药、丁铵黑药、2#油，按上述顺序依次加入。如果扫选只进行一次，按照与粗选尾矿的质量比，异戊基黄药添加量为45～55g/t，丁铵黑药添加量为20～25/t，2#油添加量为20～25g/t，扫选时间为2～5分钟。如果扫选进行多次，则每一次扫选获得的扫选中矿作为下一次扫选的给矿，最后一次扫选获得的扫选中矿如步骤g中所述返回步骤b。
11.f、精选：粗金精矿加入草酸调浆，以十八胺为捕收剂进行浮选，获得金精矿和精选尾矿；优选的，在步骤d的粗选之后、步骤f的精选之前可加入如下步骤：将步骤d获得的粗金精矿(此处可记为粗金精矿i)添加水玻璃浮选之后获得粗金精矿ii，再将粗金精矿ii继续进行步骤f的精选过程，按照与步骤d获得的粗金精矿i的质量比，水玻璃的添加量为560～620g/t，水玻璃浮选时间为2～3分钟。由于粗选阶段粗精矿产率过高，并且粗精矿脉石矿物含量高，为减少脉石矿物的上浮，添加水玻璃可以有效降低粗选脉石矿物的上浮几率，从而减少精选阶段草酸用量，提高经济效益。
12.步骤f中，调浆所用的草酸的添加量为450～550g/t，调浆时间2～3分钟，捕收剂十八胺添加量为45～60g/t，浮选时间2～3分钟。本领域技术人员容易理解，如果未加入上述水玻璃浮选步骤，草酸和十八胺的添加量按照与步骤d中获得的粗金精矿的质量比计算；如果加入了水玻璃浮选步骤，则草酸和十八胺的添加量按照与水玻璃浮选之后获得的粗金精矿ii的质量比计算。
13.g、回收：精选尾矿和扫选中矿一同返回步骤b的金矿石粉中再次进行粗选。如此可以重复进行上述步骤两次以上，可以将每次获得的金精矿进行收集，作为终精矿。
14.本发明工艺特点：
15.①
粗选阶段，在弱碱性条件下(碳酸钠调浆)，采用捕收剂异戊基黄药、丁铵黑药等药剂，使金尽可能多的上浮，确保金的高效回收；
16.②
精选阶段，在酸性条件下(草酸调浆)以十八胺为捕收剂，促使矿物界面改性，高效抑制钙镁脉石矿物上浮，同时将含金硫化物稳定在泡沫层中，金精矿品位大幅提升。
17.对复杂难处理的碳酸盐型金矿石性质研究表明：金矿石原矿中有较多细小的金颗粒包裹在脉石矿物中，这些细粒包裹金在磨矿过程中难以实现单体解离，无法通过浮选有效捕收，是造成尾矿中金流失的重要原因。碳酸盐型金矿石中含有大量的方解石、铁白云石、白云石等钙镁矿物及石英等脉石矿物，含量占80％以上，这些脉石矿物在浮选过程中难于抑制、金精矿品位难于提高。
18.为减少脉石矿物的上浮，本发明在粗选阶段采用弱碱性浮选，确保高效回收金，使尽可能多的金上浮；精选阶段采用草酸调整ph值，以十八胺为捕收剂，促使矿物界面改性，高效抑制钙镁脉石矿物，同时含金硫化物稳定在泡沫层中，可以使金精矿品位大幅提升。粗选和精选阶段金属离子对脉石矿物具有活化作用，在现有浮选工艺的弱碱性条件下，由于被矿浆中al
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活化的方解石、铁白云石、白云石等钙镁矿物及石英等脉石矿物很难被抑制，因此浮选精矿品位不理想。而在本发明的酸性环境中采用十八胺(阳离子捕收剂)作为硫化矿物捕收剂，可减弱金属离子对脉石矿物的活化作用，降低脉石矿物可浮性，而同时含金的硫化矿在弱酸性条件下有较好的可浮性，精矿的品位相应得到了提升。
19.本发明的有益效果：与现有技术相比，本发明在碳酸盐型金矿石的粗选和精选步骤中，采用碱酸互换的浮选提金工艺，解决了金矿石难浸、难浮选的问题，使现有探明的碳
酸盐型金矿石得到开发利用，提高了获得的金精矿的品位，还具有分选流程短、药剂用量较少、高效节能、环保无污染的特点。
附图说明
20.图1为本发明的一种碳酸盐型金矿石的碱酸互换浮选提金工艺的工艺流程图。
具体实施方式
21.下面结合说明书附图对本发明进行详细地描述。
22.如图1所示，本发明的碳酸盐型金矿石的碱酸互换浮选提金新工艺包括以下步骤：
23.a、将磨矿至-200目占80％的金矿石粉置于浮选槽中；
24.b、按质量百分比调浆至浓度为20％～25％；
25.c、按与调浆前金矿石粉的质量比，在矿浆中依次加入碳酸钠2300～2600g/t调浆、活化剂硫酸铜230～260g/t，搅拌活化2～5分钟；
26.d、按与调浆前金矿石粉的质量比，在搅拌活化后的矿浆中依次加入捕收剂异戊基黄药75～85g/t、丁铵黑药25～35g/t、2#油33～40g/t，搅拌均匀，粗选2～5分钟，获得粗金精矿和粗选尾矿；
27.e、粗选尾矿依次加入捕收剂异戊基黄药45～55g/t、丁铵黑药20～25g/t、2#油20～25g/t，搅拌均匀，扫选2～5分钟，获得扫选中矿和扫选尾矿，如有必要可以进行多次扫选，以上一次扫选获得的扫选中矿作为下一次扫选的给矿；
28.f、粗金精矿加入草酸450～550g/t调浆2～3分钟、以十八胺为捕收剂45～60g/t，浮选2～3分钟，获得金精矿和精选尾矿；可以在这一步骤之前对步骤d中获得的粗金精矿先进行一次水玻璃浮选，按照与步骤d获得的粗金精矿的质量比，水玻璃的添加量为560～620g/t，水玻璃浮选时间为2～3分钟，之后再将水玻璃浮选获得的粗金精矿ii进行草酸调浆和十八胺捕收，草酸和十八胺的添加量按照与粗金精矿ii的质量比确定；
29.g、精选尾矿和扫选中矿一同返回浮选槽从步骤b开始再次粗选。
30.实施例1
31.取安徽某微细粒低品位碳酸盐型金矿石3000g，金品位为2.08g/t，主要载矿物为硫化矿及石英，粉碎磨矿至-200目占80％；
32.a、将磨矿至-200目占80％磨矿粉置于浮选槽中；
33.b、按质量百分比调浆至浓度为20％；
34.c、按调浆前金矿石粉的质量比依次加入碳酸钠2500g/t调浆、活化剂硫酸铜250g/t搅拌活化3分钟；
35.d、按调浆前金矿石粉的质量比依次加入捕收剂异戊基黄药84g/t、丁铵黑药30g/t、2#油35g/t，搅拌3分钟，粗选3分钟，获得粗金精矿和粗选尾矿；
36.e、粗选尾矿依次加入捕收剂异戊基黄药45g/t、丁铵黑药25g/t、2#油25g/t，搅拌均匀，扫选3分钟，获得扫选尾矿和扫选中矿；
37.f、粗金精矿加入草酸550g/t调浆2分钟、以十八胺为捕收剂60g/t，浮选3分钟，获得金精矿和精选尾矿；
38.g、精选尾矿和扫选中矿返回浮选槽，从步骤b开始重新粗选。这样循环进行以上步
骤两次。
39.设置对比实验，其他步骤与上述方法相同，只是在步骤f中采用以下碱性浮选方法：t506作为部分硫化物抑制剂，用量为100g/t，水玻璃作为脉石抑制剂，用量为250g/t，浮选3分钟，获得金精矿和精选尾矿；
40.与对比实验中的碱性浮选相比，碱酸互换浮选提金新工艺最终精矿品位由27.53g/t提高至29.98g/t，回收率由89.37％提高至91.25％，产率略降低。
41.实施例2.
42.取山东某低品位复杂碳酸盐型金矿石2000g，金品位为1.99g/t，粉碎磨矿至-200目占80％；
43.a、将磨矿至-200目占80％磨矿粉置于浮选槽中；
44.b、按质量百分比调浆至浓度为25％；
45.c、按调浆前金矿石粉的质量比依次加入碳酸钠2400g/t调浆、活化剂硫酸铜260g/t搅拌活化3分钟；
46.d、按调浆前金矿石粉的质量比依次加入捕收剂异戊基黄药78g/t、丁铵黑药35g/t、2#油33g/t，搅拌3分钟，粗选3分钟，获得粗金精矿i和粗选尾矿；
47.e、粗选尾矿依次加入捕收剂异戊基黄药50g/t、丁铵黑药25g/t、2#油25g/t，搅拌均匀，扫选2分钟，获得扫选尾矿和扫选中矿；
48.f、粗金精矿i添加水玻璃560g/t(按照与粗金精矿i的质量比)，浮选3分钟，获得粗金精矿ii和精选中矿；粗金精矿ii中，按照与粗金精矿ii的质量比，加入草酸550g/t调浆3分钟、以十八胺为捕收剂60g/t，浮选3分钟，获得金精矿和精选尾矿；
49.g、精选中矿、精选尾矿和扫选中矿返回浮选槽，从步骤b开始重新粗选。这样循环进行以上步骤两次。
50.设置对比实验，其他步骤与上述方法相同，只是在步骤f中采用以下碱性浮选方法：t506作为部分硫化物抑制剂，用量为95g/t，水玻璃作为脉石抑制剂，用量为240g/t，浮选3分钟，获得金精矿和精选尾矿；
51.与对比实验中的碱性浮选相比，碱酸互换浮选提金新工艺终精矿品位由26.33g/t提高至28.36g/t，回收率由90.01％提高至91.24％。
52.实施例3.
53.取河南某低品位碳酸盐型金矿石1500g，金品位为2.85g/t，主要载矿物为硫化矿和石英，粉碎磨矿至-200目占80％；
54.a、将磨矿至-200目占80％磨矿粉置于浮选槽中；
55.b、按质量百分比调浆至浓度为20％；
56.c、按调浆前金矿石粉的质量比依次加入碳酸钠2600g/t调浆、活化剂硫酸铜250g/t搅拌活化3分钟；
57.d、按调浆前金矿石粉的质量比依次加入捕收剂异戊基黄药80g/t、丁铵黑药35g/t、2#油35g/t，搅拌3分钟，粗选2分钟，获得粗金精矿和粗选尾矿；
58.e、粗选尾矿依次加入捕收剂异戊基黄药50g/t、丁铵黑药25g/t、2#油22g/t，搅拌均匀，扫选3分钟，获得扫选尾矿和扫选中矿i；扫选中矿i再次加入(按照与扫选中矿i的质量比)捕收剂异戊基黄药28g/t、丁铵黑药14g/t、2#油8g/t，搅拌均匀，扫选3分钟，获得扫选
尾矿(弃去)和扫选中矿ii；
59.f、粗金精矿加入草酸550g/t调浆3分钟、以十八胺为捕收剂60g/t，浮选2分钟，获得金精矿和精选尾矿；
60.g、精选尾矿和扫选中矿ii返回浮选槽，从步骤b开始重新粗选。这样循环进行以上步骤两次。
61.设置对比实验，其他步骤与上述方法相同，只是在步骤f中采用以下碱性浮选方法：水玻璃作为脉石抑制剂，用量为300g/t，浮选3分钟，获得金精矿和精选尾矿；
62.与对比实验中的传统碱性浮选相比，碱酸互换浮选提金新工艺终精矿品位由30.10g/t提高至33.55g/t，回收率由88.05％提高至92.33％。
63.实施例4.
64.取辽宁某微细粒碳酸盐型金矿石2000g，金品位为1.89g/t，粉碎磨矿至-200目占80％；
65.a、将磨矿至-200目占80％磨矿粉置于浮选槽中；
66.b、按质量百分比调浆至浓度为25％；
67.c、按调浆前金矿石粉的质量比依次加入碳酸钠2400g/t调浆、活化剂硫酸铜250g/t搅拌活化3分钟；
68.d、按调浆前金矿石粉的质量比依次加入捕收剂异戊基黄药80g/t、丁铵黑药33g/t、2#油35g/t，搅拌3分钟，粗选3分钟，获得粗金精矿i和粗选尾矿；
69.e、粗选尾矿依次加入捕收剂异戊基黄药45g/t、丁铵黑药24g/t、2#油24g/t，搅拌均匀，扫选2分钟，获得扫选尾矿和扫选中矿；
70.f、粗金精矿i添加水玻璃620g/t(按照与粗金精矿i的质量比)，浮选3分钟，获得粗金精矿ii和精选中矿；粗金精矿ii中，按照与粗金精矿ii的质量比，加入草酸530g/t调浆3分钟、以十八胺为捕收剂59g/t，浮选2分钟，获得金精矿和精选尾矿；
71.g、精选中矿、精选尾矿和扫选中矿返回浮选槽，从步骤b开始重新粗选。这样循环进行以上步骤两次。
72.设置对比实验，其他步骤与上述方法相同，只是在步骤f中采用以下碱性浮选方法：t506作为部分硫化物抑制剂，用量为105g/t，水玻璃作为脉石抑制剂，用量为250g/t，浮选3分钟，获得金精矿和精选尾矿；
73.与对比实验中的传统碱性浮选相比，碱酸互换浮选提金新工艺终精矿品位由25.69g/t提高至28.55g/t，回收率由87.92％提高至88.77％。
74.实施例5.
75.取西藏某碳酸盐型金矿石1500g，原矿金品位为1.88g/t，粉碎磨矿至-200目占80％；
76.a、将磨矿至-200目占80％磨矿粉置于浮选槽中；
77.b、按质量百分比调浆至浓度为20％；
78.c、按调浆前金矿石粉的质量比依次加入碳酸钠2300g/t调浆、活化剂硫酸铜230g/t搅拌活化3分钟；
79.d、按调浆前金矿石粉的质量比依次加入捕收剂异戊基黄药75g/t、丁铵黑药30g/t、2#油35g/t，搅拌2分钟，粗选2分钟，获得粗金精矿和粗选尾矿；
80.e、粗选尾矿依次加入捕收剂异戊基黄药45g/t、丁铵黑药25g/t、2#油25g/t，搅拌均匀，扫选2分钟，获得扫选尾矿和扫选中矿；
81.f、粗金精矿加入草酸550g/t调浆2分钟、以十八胺为捕收剂50g/t，浮选2分钟，获得金精矿和精选尾矿；
82.g、精选尾矿和扫选中矿返回浮选槽，从步骤b开始重新粗选。这样循环进行以上步骤两次。
83.设置对比实验，其他步骤与上述方法相同，只是在步骤f中采用以下碱性浮选方法：水玻璃作为脉石抑制剂，用量为280g/t，浮选3分钟，获得金精矿和精选尾矿；
84.与对比实验中的传统碱性浮选相比，碱酸互换浮选提金新工艺终精矿品位由27.83g/t提高至28.75g/t，回收率由85.83％提高至88.75％。